切顶留巷围岩卸压特性及支护效果

Pressure relief characteristics and support effect of surrounding rock for roof-cutting retained roadway

摘要

为深入探究切顶卸压关键技术参数和留巷效果，以东荣二矿1803工作面回风巷聚能爆破切顶留巷为工程背景，确定留巷切顶高度和爆破钻孔深度，分析切顶后巷道围岩应力和位移变化，优化爆破切顶钻孔偏角。研究结果表明：1803工作面留巷切顶合理高度为6.0 m，爆破切顶钻孔的合理深度为6.5 m；切顶后留巷道顶板垂直应力降低幅度可达30%，垂直位移减小幅度可达33%，切顶钻孔偏向采空区15°时卸压效果最佳；现场爆破切顶钻孔的间距为0.6 m，隔孔起爆，并增设“U”型钢可缩立柱-单体液压支柱-粉煤灰袋补强支护体系。留巷监测数据显示，顶底板移近量平均为385 mm，两帮移近量平均为245 mm，巷旁支架压力维持在37～40 MPa，切顶留巷围岩变形稳定，留巷效果良好。

Abstract

To investigate the key technical parameters roof-cutting pressure relief of the cut and the effect of retained roadway, this study conducted in-depth research by taking Dongrong No.2 Coal Mine as the engineering background, and implemented an experimental project of roof-cutting and roadway retaining by using shaped charge blasting in the return air roadway of the 1803 working face. The height of roof cutting for roadway retaining and the depth of blasting boreholes were calculated and determined, the stress and displacement changes of the surrounding rock in the roadway after roof cutting were simulated and analyzed, and the deviation angle of the blasting boreholes for roof cutting was optimized, meanwhile, the effect of retaining roadway was investigated on site. Research results show that the reasonable height of roof cutting for roadway retaining in 1803 working face is 6.0 m, and the reasonable depth of blasting boreholes for roof cutting is 6.5 m. After roof cutting, the vertical stress on the roof of the retained roadway decreases by up to 30%, and the vertical displacement decreases by up to 33%. It is found that the pressure relief effect is best when the roof cutting boreholes are inclined towards the goaf by 15°. The spacing between blasting boreholes on site is 0.6 m, with hole-separating detonation implemented, and a reinforced support system consisting of U-shaped steel retractable pillars-single hydraulic props-fly ash bags was added implemented. The monitoring data of roadway retaining shows that the average approaching displacement of the roof and floor is 385 mm, and the average approaching displacement of the two sides of the roadway is 245 mm. The pressure of the roadway side supports is maintained at 37-40 MPa, and the deformation of the surrounding rock in the roof cutting roadway is stable, indicating favorable roadway retention performance.

Graphical abstract

关键词

切顶留巷 / 围岩变形 / 聚能爆破 / 卸压特性 / 巷道支护

Key words

roof-cutting and retained roadway / surrounding rock deformation / shaped charge blasting / pressure relief characteristics / roadway support

0 引言

工作面沿空留巷无煤柱开采可有效提高煤炭资源采出率，相关技术在煤矿开采领域已逐步得到应用。针对无煤柱开采技术，何满潮院士建立了“切顶短壁梁”理论，以此为基础，提出切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术——长壁开采“110工法”^[1]，该方法在国内煤矿应用广泛。

在切顶留巷理论技术方面，何满潮院士团队结合切顶留巷工程背景模拟分析大煤柱、小煤柱和无煤柱开采方式下工作面应力分布特征，发现无煤柱开采时无超前掘进巷道, 不存在掘巷引起的应力集中，工作面前方支承应力和采空区侧向的应力峰值均较低^[2]。在此基础上，该团队系统研究了中厚煤层复合顶板切顶卸压自动成巷工作面矿压显现特征，成功实现厚煤层快速回采、切顶卸压与无煤柱自成巷围岩协同控制，破解了浅埋薄煤层破碎顶板切顶卸压自动成巷技术难题^[3-5]。

学者围绕切顶卸压沿空留巷技术开展了多维度研究。杨军等^[6]通过切顶护帮支架和恒阻大变形锚索支护法，促使基本顶在有利位置断裂，优化了切顶效果。姜鹏飞等^[7]通过FLAC^3D软件分析了沿空留巷围岩应力和变形特征，发现直接顶应力变化速率大于基本顶，围岩变形受二次采动影响较大。谢文兵等^[8]针对综放沿空留巷围岩控制难题，分析了沿空留巷顶板断裂位置和围岩应力演化规律，提出合理充填方式和充填体强度可保证良好的留巷效果。ZHANG等^[9]分析了切顶前后巷道顶板应力和变形特征，发现采用爆破切顶后巷道围岩所受垂直应力及围岩变形均明显小于未切顶巷道。马新根等^[10]将留巷划分为煤体支撑区、动压承载区和成巷稳定区，分别建立力学模型，提出控制措施。

在沿空留巷爆破切顶与巷道支护方面，何东升等^[11]明确了预裂爆破切顶高度、切缝角度对留巷围岩应力和位移的影响规律。高魁等^[12]分析了深孔爆破强制放顶卸压机制。杨战标等^[13]通过试验研究了沿空留巷定向爆破技术，确定了合理的爆破、装药参数。张盛等^[14]通过井下隔孔方式爆破试验，获得了合理的预裂爆破参数。田海光^[15]模拟验证了高水材料作为巷旁支护填充体的可行性。衡多等^[16]模拟了沿空留巷混凝土充填体的短距离泵送技术。曹其嘉等^[17]通过试验论证了沿空留巷巷旁充填材料的强度，认为水灰比在临界值时的充填体强度最大。

考虑到各矿区地质开采条件的复杂性，实际留巷的切顶与支护参数需要根据现场条件试验确定。因此，根据东荣二矿沿空留巷无煤柱开采技术需求，以1803工作面为工程背景，通过理论计算和数值模拟分析切顶卸压对围岩的控制效果，结合现场爆破切顶和支护试验，探索适合煤矿切顶留巷工艺的技术参数。

1 工作面工程概况

东荣二矿1803工作面位于南四采区，北邻南四轨道上山，南邻F33逆断层，东邻1802工作面未采区，西邻1804工作面采空区；上部为17层采空区，层间距为15～17 m。工作面开采18^#煤层，平均煤厚为1.75 m，工作面走向长为579 m，倾向长为154 m，煤层倾角为14°～18°，平均倾角为15°。18^#煤层无伪顶和直接顶，老顶为4.32 m厚的灰黑色粉砂岩，泥质胶结。1803工作面的地质柱状图见图1，顶底板煤岩物理参数见表1。

1803及邻近工作面巷道布置见图2。进风巷和回风巷均沿煤层走向布置，两巷道断面形状为梯形，巷道净宽度为3.8 m，平均高度为2.7 m。1803工作面切顶留巷施工在其回风巷进行，利用乳化炸药双向聚能管对顶板进行爆破，实施超前预裂切顶作业。

2 切顶卸压原理和切顶高度确定

2.1 切顶卸压原理

切顶卸压成巷原理示意见图3。

切顶成巷是预先在留巷顶板布置恒阻大变形锚索，在预留巷顶板的采空区侧通过爆破、水利化措施等手段形成切缝，主动切断采空区顶板岩层与留巷顶板岩层的连接，使留巷顶板形成短臂梁。在工作面回采后，切缝范围内的采空区顶板在上覆岩层自重和工作面采动应力的共同作用下，沿切缝碎裂面垮落，在采空区形成碎胀矸石支撑体。留巷顶板覆岩的压力一部分由工作面侧煤体承担，同时由于切顶面与留巷垂直方向呈一定角度，采空区垮落矸石也承担一部分压力。切顶后采空区侧顶板的受力结构由原来的长悬臂梁变为短悬臂梁，有效减轻了留巷顶板的支护压力^[18-20]。

2.2 切顶高度

切缝高度是影响切顶效果的重要参数，切缝高度过大，会增加钻孔施工难度，切缝高度不足，则导致采空区侧顶板垮落不充分，达不到切顶卸压留巷效果。结合工程实际，切顶高度^[21-23]为

H_{\mathrm{q}}=\frac{H_{\mathrm{m}}-L_{\mathrm{1}}-L_{\mathrm{2}}}{S-\mathrm{1}}，（1）

式中： H_m为煤层厚度；L₁为底板鼓起量；L₂为顶板下沉量；S为岩石碎胀系数。

18^#煤层最大厚度为2.0 m，不考虑顶底板移近量，顶板无伪顶和直接顶，老顶为粉砂岩，碎胀系数取1.35，计算得切顶高度为5.7 m，实际确定切顶高度为6.0 m。爆破孔深度H_e可按照经验公式计算。

H_{\mathrm{e}}=\frac{H_{\mathrm{q}}}{\mathrm{c}\mathrm{o}\mathrm{s}{\theta }_{\mathrm{1}}\mathrm{s}\mathrm{i}\mathrm{n}{\theta }_{\mathrm{2}}}+\mathrm{0.1}，（2）

式中：θ₁为爆破孔与顶板垂直方向的夹角，取15°；θ₂为爆破孔与巷道走向的夹角，取90°。

由式（1）、式（2）计算得爆破孔深为6.3 m，综合考虑岩层的地质变化，保证在矿压作用下顶板可以顺利垮落，确定实际爆破孔深度为6.5 m。

3 切顶卸压巷道围岩应力和位移

为优化1803工作面的切顶卸压参数，基于工作面地质开采条件，采用MIDAS GTS NX软件建立其二维数值模型，见图4，对比分析切顶巷道围岩应力和位移的变化特性，同时验证理论计算参数的合理性。

建立长为200 m，高为50 m的工作面模拟模型，采用0.6 mm的四面体单元对工作模型进行网格划分。材料本构模型与屈服准则均选用莫尔-库伦模型，模型底部施加位移约束，考虑工作面平均埋深330 m，在模型左右两侧施加水平载荷5 MPa，模型顶部施加垂直载荷7 MPa。在留巷顶板下方0.5 m位置，沿水平方向布置监测线，监测线分别向工作面煤帮侧和邻近采空区侧延伸2.5 m以获取巷道顶板围岩垂直应力和位移变化。

3.1 切顶卸压巷道顶板应力变化分析

1803工作面回风巷未切顶和切顶后，巷道围岩及填充体的应力分布见图5，巷道顶板垂直应力分布见图6。

由图5、图6可知，未切顶巷道实体煤帮侧的垂直应力峰值为26.5 MPa，采空区侧充填体的应力峰值为30.0 MPa。切顶后巷道实体煤帮侧的应力峰值为18.5 MPa，相比未切顶时应力降低30%，采空区侧充填体的应力峰值为21.5 MPa，相比未切顶时降低28.3%。切顶卸压后实体煤帮侧与采空区填充体应力峰值大幅下降，巷道顶板卸压效果明显。

3.2 切顶卸压巷道顶板位移变化分析

1803工作面回风巷未切顶与切顶后巷道围岩及填充体的位移分布见图7，巷道顶板的垂直位移分布见图8。

由图7、图8可知，未切顶时实体煤帮侧垂直位移为256 mm，巷道顶板垂直位移最大为493 mm，采空区侧填充体垂直位移最大为459 mm。切顶后，实体煤帮侧垂直位移为206 mm（降幅19.5%），巷道顶板垂直位移最大为352 mm（降幅28.6%），采空区侧填充体垂直位移最大为307 mm（降幅33.1%）。

3.3 钻孔角度优化

设置模型的爆破切顶钻孔深度为6.5 m、间距为0.6 m，钻孔偏角（偏向采空区）分别为10°、15°、20°，计算巷道围岩的垂直应力，结果见表2。当钻孔偏角为15°时，巷道实体煤帮和采空区侧的垂直应力最小，顶板垂直应力平均降低率最大，为29.2%，卸压效果最显著，因此确定最优钻孔偏角为15°。

4 工程实验

为检验上述切顶卸压留巷关键参数（如切顶高度6.5 m，切顶角度15°）的适用性和有效性，在东荣二矿的1803工作面回风巷开展爆破切顶工程作业，实施补强支护，同时对留巷围岩稳定性进行长期效果考察。

4.1 爆破切顶关键参数

（1）聚能管和炸药

双向聚能管采用特制聚能阻燃防静电管材加工而成，外径为42 mm，内径为36 mm，管长为 1 500 mm。聚能爆破采用三级煤矿乳化炸药，药卷规格为Φ30 mm×280 mm，每根管装药3卷，每孔使用3根聚能管，爆破钻孔装药结构见图9。

（2）爆破孔布置

沿工作面推进方向，超前工作面20 m以上，依次打孔，爆破孔直径50 mm，与铅垂方向夹角15°，偏向采空区，孔深为6.5 m，孔距为0.6 m，孔口距下帮500～700 mm。

（3）封孔工艺和起爆方法

隔孔装药，装药后封孔长度不小于2.0 m，采用炮泥、水泡泥封闭严实。依次采用导爆索进行爆破，一次起爆2～3个爆破孔，形成深度为6.5 m的切缝线。

4.2 切顶留巷支护方案

切顶过程和周期来压期间矿压会对留巷围岩稳定性造成一定影响。采空区覆岩垮落阶段，矸石对挡矸支护产生冲击作用。因此，需要在巷道原有支护基础上，增设“U”型钢可缩立柱、单体液压支柱和粉煤灰丝袋填充等支护措施，进行补强支护。随工作面推进，按设计位置布置密集挡矸支护，见图10。

采空区侧巷道顶板采用“锚-网-带”联合支护方式，顶板采用5排Ф20 mm×2.0 m的长预应力螺纹钢锚杆联合“W”形钢带支护，锚杆间排距为1.0 m×1.0 m；设置3排7.2 m长锁绳锚索，锚索间排距为1.0 m×1.3 m，与0.3 m×0.3 m铁托盘配合打设。巷道两帮采用“锚-皮带条-网”的联合支护方式，上帮打设3排帮锚，下帮打设2排帮锚，间排距为1.2 m×1.0 m，全封闭挂网。

4.3 切顶留巷效果考察

在留巷段，每间隔30 m布置一个测点，共布置8个测点，见图11。在1803工作面回采期，采用“十”字观测法观测顶底板及两帮移近量。为监测巷旁支架载荷，每10部支架布置一条测线，共布置11条测线，分别布置在2^#、10^#、20^#、30^#、40^#、50^#、60^#、70^#、80^#、90^#、100^#支架上。

监测结果显示，回采期间留巷顶底板及两帮的变形以测点5最为显著，其变形量见图12。

由图12可知，在超前预裂阶段时，巷道两帮及顶底板变形受预裂爆破的影响较弱，位移均小于20 mm。工作面开始回采后，两帮和顶底板变形加剧，由于采空区未完全垮落，该阶段巷道变形速率增加，顶底板移近量最大为374 mm，两帮收敛量最大为235 mm。待采空区顶板垮落矸石逐渐压实后，巷道形变速率趋于平稳，整体进入相对稳定状态，顶底板移近量平均稳定在385 mm，两帮收敛量平均稳定在245 mm。巷旁支架最小高度为1.4 m，最大高度为2.8 m，初撑力为31.5 MPa，工作阻力为36 MPa。在应力变化区域抽查10部巷旁支架，待采空区矸石垮落压实、切顶侧矸石形成的巷帮相对稳定后，留巷围岩应力进入稳定状态，此时支架压力稳定维持在37～40 MPa。

表3列出了未切顶和切顶条件下，巷道围岩顶板垂直应力、顶底板移近量、两帮移近量和巷旁支护应力关键参数指标。实施切顶卸压后，巷道围岩应力和位移大幅降低，保障了留巷的长期稳定性和复用性。

5 结论

（1）基于东荣二矿1803工作面地质开采条件和切顶卸压基本原理，经理论计算确定了该工作面回风巷的切顶高度为6 m，采用爆破方法切顶时爆破孔的合理深度为6.5 m。

（2）根据数值模拟与对比分析可知，切顶后巷道顶板垂直应力减幅可达30%，垂直位移降幅可达33%，当爆破切顶钻孔偏向采空区侧15°时切顶卸压效果最优。

（3）东荣二矿1803工作面回风巷采用切顶卸压和协同支护措施后，留巷顶底板移近量平均稳定在385 mm，两帮移近量平均稳定在245 mm，巷旁支架压力稳定在37～ 40 MPa，留巷效果良好。

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基金资助

国家自然科学基金项目(52374204)